ELECCIÓN DE MÉTODOS DE EXPLOTACIÓN MINERA
Dr. Ing. Gastón Marco Flores Raos
ELECCIÓN DE MÉTODOS DE EXPLOTACIÓN 1. INT INTROD ODU UCCIÓN IÓN El diseño de una mina tiene múltiples facetas y objetivos, entre los que cabe destacar: la selección del método de explotación, el dimensionamiento geométrico de la mina, la determinación del ritmo anual de producción y la ley de corte, la secuencia de extracción, etc. En el pasado, la selección de un método minero para explotar un yacimiento nuevo se basaba en la revisión de las técnicas aplicadas en otras minas y en las experiencias conseguidas sobre depósitos similares, dentro de un entorno próximo. ctualmente, como las inversiones de capital que se precisan para abrir una nueva mina o para cambiar el método de explotación existente son muy elevadas, y la influencia que estos tienen sobre los costos de extracción son muy importantes, es necesario que dic!o proceso de selección responda a un an"lisis sistem"tico y global de todos los par"metros espec#ficos del yacimiento: geometr#a del depósito y distribución de leyes, propiedades geomec"nicas del mineral y rocas encajonantes, factores económicos, limitaciones ambientales, condiciones sociales, etc. $a variabilidad de esos par"metros y las dificultades de cuantificación total de los mismos !an impedido el desarrollo de reglas r#gidas y esquemas precisos de explotación, aplicables a cada yacimiento particular. %o obstante, los avances logrados en las diferentes ramas de la ciencia y la tecnol tecnolog# og#a, a, durant durantee las últimas últimas década décadas, s, !an permit permitido ido establ establece ecerr uno unoss método métodoss gen genera erales les de explotación y unos procesos numéricos de selección, v"lidos durante la etapa de estudio de viabilidad de un proyecto. &an importante o m"s que el método minero, y en ocasiones ligado con el mismo, se encuentran la determinación del ritmo de producción anual y la ley de corte. 'u incidencia sobre la econom#a del proyecto es muy grande, ya que, por ejemplo, la ley de corte afecta directamente al volumen total de reservas explotables, a la ley media del mineral, y en las minas a cielo abierto al ratio estéril(mineral) y, por otro lado, el segundo par"metro de diseño, que es la capacidad de producción, si es muy pequeña no permite las econom#as de escala y da lugar a que los ingresos se consigan de forma muy lenta, y si el ritmo de explotación es intenso conlleva una inversión inicial muy alta, que puede llegar a no recuperarse durante la reducida vida de la mina. *or todo lo indicado, esta etapa técnica de estudio dentro del desarrollo de un proyecto minero es de suma importancia, ya que condicionar" los resultados económicos futuros.
2. Descrip Descripción ción de ls ls !"#d !"#ds s de de e$pl# e$pl#%ci %ción ón %ormalmente, se distinguen dos grandes grupos de métodos: de superficie, o a cielo abierto, y de interi interior, or, o subter subterr"n r"neos eos.. Es pue pues, s, la ubicac ubicación ión de las labore laboress princip principales ales el criter criterio io b"sico b"sico de clasificación, pero existen algunos métodos que por el citado criterio podr#an denominarse mixtos o combinados. $a miner#a a cielo abierto se caracteri+a por los grandes volúmenes de materiales que se deben mover. $a disposición del yacimiento y el recubrimiento e intercalaciones de material estéril determinan la relación estéril(mineral con que se debe extraer este último. Este par"metro, comúnmente denominado ratio, puede ser muy variable de unos depósitos a otros, pero en todos condiciona la viabilidad económica de las explotaciones y, consecuentemente, la profundidad que es posible alcan+ar por miner#a de superficie. En miner#a subterr"nea la extracción de estéril suele ser pr"cticamente insignificante a lo largo de la vida de la mina, pues sólo proceder" de las labores de acceso y preparación. En este grupo de métodos, el control del terreno o de los !uecos, una ve+ extra#do el mineral, es una de las consideraciones m"s importantes que interviene en la forma de explotar un yacimiento. $os tipos de control o tratamiento de los !uecos dentro de los maci+os rocosos var#an desde el mantenimiento r#gido del terreno mediante pilares, pasando por diferentes grados de sostenimiento de los !ast#ales, con cierre y !undimiento controlado de estos, !asta el !undimiento completo del mineral o del recubrimiento de estéril. M!to"os "e E#$lotac%ón M%nera
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ELECCIÓN DE MÉTODOS DE EXPLOTACIÓN 1. INT INTROD ODU UCCIÓN IÓN El diseño de una mina tiene múltiples facetas y objetivos, entre los que cabe destacar: la selección del método de explotación, el dimensionamiento geométrico de la mina, la determinación del ritmo anual de producción y la ley de corte, la secuencia de extracción, etc. En el pasado, la selección de un método minero para explotar un yacimiento nuevo se basaba en la revisión de las técnicas aplicadas en otras minas y en las experiencias conseguidas sobre depósitos similares, dentro de un entorno próximo. ctualmente, como las inversiones de capital que se precisan para abrir una nueva mina o para cambiar el método de explotación existente son muy elevadas, y la influencia que estos tienen sobre los costos de extracción son muy importantes, es necesario que dic!o proceso de selección responda a un an"lisis sistem"tico y global de todos los par"metros espec#ficos del yacimiento: geometr#a del depósito y distribución de leyes, propiedades geomec"nicas del mineral y rocas encajonantes, factores económicos, limitaciones ambientales, condiciones sociales, etc. $a variabilidad de esos par"metros y las dificultades de cuantificación total de los mismos !an impedido el desarrollo de reglas r#gidas y esquemas precisos de explotación, aplicables a cada yacimiento particular. %o obstante, los avances logrados en las diferentes ramas de la ciencia y la tecnol tecnolog# og#a, a, durant durantee las últimas últimas década décadas, s, !an permit permitido ido establ establece ecerr uno unoss método métodoss gen genera erales les de explotación y unos procesos numéricos de selección, v"lidos durante la etapa de estudio de viabilidad de un proyecto. &an importante o m"s que el método minero, y en ocasiones ligado con el mismo, se encuentran la determinación del ritmo de producción anual y la ley de corte. 'u incidencia sobre la econom#a del proyecto es muy grande, ya que, por ejemplo, la ley de corte afecta directamente al volumen total de reservas explotables, a la ley media del mineral, y en las minas a cielo abierto al ratio estéril(mineral) y, por otro lado, el segundo par"metro de diseño, que es la capacidad de producción, si es muy pequeña no permite las econom#as de escala y da lugar a que los ingresos se consigan de forma muy lenta, y si el ritmo de explotación es intenso conlleva una inversión inicial muy alta, que puede llegar a no recuperarse durante la reducida vida de la mina. *or todo lo indicado, esta etapa técnica de estudio dentro del desarrollo de un proyecto minero es de suma importancia, ya que condicionar" los resultados económicos futuros.
2. Descrip Descripción ción de ls ls !"#d !"#ds s de de e$pl# e$pl#%ci %ción ón %ormalmente, se distinguen dos grandes grupos de métodos: de superficie, o a cielo abierto, y de interi interior, or, o subter subterr"n r"neos eos.. Es pue pues, s, la ubicac ubicación ión de las labore laboress princip principales ales el criter criterio io b"sico b"sico de clasificación, pero existen algunos métodos que por el citado criterio podr#an denominarse mixtos o combinados. $a miner#a a cielo abierto se caracteri+a por los grandes volúmenes de materiales que se deben mover. $a disposición del yacimiento y el recubrimiento e intercalaciones de material estéril determinan la relación estéril(mineral con que se debe extraer este último. Este par"metro, comúnmente denominado ratio, puede ser muy variable de unos depósitos a otros, pero en todos condiciona la viabilidad económica de las explotaciones y, consecuentemente, la profundidad que es posible alcan+ar por miner#a de superficie. En miner#a subterr"nea la extracción de estéril suele ser pr"cticamente insignificante a lo largo de la vida de la mina, pues sólo proceder" de las labores de acceso y preparación. En este grupo de métodos, el control del terreno o de los !uecos, una ve+ extra#do el mineral, es una de las consideraciones m"s importantes que interviene en la forma de explotar un yacimiento. $os tipos de control o tratamiento de los !uecos dentro de los maci+os rocosos var#an desde el mantenimiento r#gido del terreno mediante pilares, pasando por diferentes grados de sostenimiento de los !ast#ales, con cierre y !undimiento controlado de estos, !asta el !undimiento completo del mineral o del recubrimiento de estéril. M!to"os "e E#$lotac%ón M%nera
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2.1. M"#ds % ciel %&ier#' 'eguidamente, se !ace una breve descripción de los principales métodos que se aplican en miner#a de superficie, destacando las caracter#sticas que deben cumplir los yacimientos y algunos aspectos operativos de interés.
2.1.1. Cr#%s' En yaci yacimi mien ento toss masi masivo voss o de capa capass incl inclin inad adas as la expl explot otac ació iónn se llev llevaa a cabo cabo tridimensi tridimensionalm onalmente ente por banqu banqueo eo descenden descendente, te, con secciones secciones transversales transversales en forma troncocónica. Este método es el tradicional de la miner#a met"lica y se adaptó en las últimas décadas a los depósitos de carbón, introduciendo algunas modificaciones. $a extracción, en cada nivel, se reali+a en un banco con uno o varios tajos. -ebe existir un desfase entre bancos a fin de disponer de unas plataformas de trabajo m#nimas para que operen los equipos a su m"ximo rendimiento y en condiciones de seguridad. $as pistas de transporte se adaptan a los taludes finales, o en actividad, permitiendo el acceso a diferentes cotas. El ataque al mineral se reali+a de tec!o a muro, como en cualquier otro método, pero m"s particularmente en las minas de carbón. En estas explotaciones se suele disponer de bancos en estéril de mayor altura que en el mineral, pues en estos últimos tal dimensión est" limitada por el alcance de los equipos de limpie+a y por la necesidad de evitar los derrabes y, por ende, el ensuciamiento del carbón cuando se supera la altura cr#tica de los frentes descubiertos. En los depósitos donde se explote un filón, un estrato o una capa se pueden distinguir tres diseños geométricos de ataque y extracción:
A. M"#d M"#d Ln(i# Ln(i#)d )din% in%l' l' onsiste en llevar la operación en bancos paralelos al rumbo de las capas, iniciando el desm desmon onte te en las las cota cotass supe superio riore res, s, atac atacan ando do a dic! dic!as as capa capass en toda toda su long longit itud ud y progresando de tec!o a muro. /na ve+ que el banco superior !a avan+ado lo suficiente, suficien te, se inicia el arranque en el segundo banco, transcurriendo de forma semejante al anterior y repitiendo la secuencia para el resto de los niveles !asta alcan+arse el fondo proyectado, figura 0.
Figura 1 – Explotación longitudinal con frente rectilíneo
/na variante que presenta algunas ventajas consiste en dividir la longitud total del frente de cada banco en otros m"s reducidos, escalon"ndolos en el espacio y en el tiempo, figura M!to"os "e E#$lotac%ón M%nera
'
1. s#, por ejemplo, el primer banco se iniciar#a simult"neamente con el primero del segundo banco, etc.
Figura 2 – Explotación longitudinal con frente escalonado
$as ventajas de este método son: • •
•
2"pido acceso al mineral y reducido desmonte 3acilidad para cubrir frentes largos y, por consiguiente, flexibilidad en la producción de mineral. *osibilidad de trabajar en un gran número de bancos.
$os inconvenientes que presenta son: •
En el longitudinal no puede efectuarse el relleno del !ueco excavado, y en la variante de frentes escalonados el volumen de !ueco inicial también resulta grande. *or lo tanto, los vertederos exteriores son de gran volumen y ocupan grandes extensiones de terreno.
*. M"#d M"#d #r%ns+ #r%ns+ers ers%l %l nr!%l nr!%l Esta variante consiste en la apertura de una serie de bancos a distintos niveles, que conforman el talud general de trabajo con una dirección perpendicular al rumbo de las capas. Estos bancos se atacan según unos módulos de dimensiones adecuadas, desde el talud de tec!o !acia el de muro, descubriendo el mineral en distintos niveles y puntos del depósito, figura 4. $as ventajas m"s destacables de este método son: •
•
•
•
*ermite antes el relleno del !ueco y, por consiguiente, un menor impacto ambiental del vertedero exterior y !ueco abierto. $os taludes son m"s seguros, ya 5que se exponen durante menos tiempo y el relleno se apoya en ellos. *osibilita la me+cla de minerales de distintas capas y niveles del yacimiento, pudiendo conseguirse una producción m"s regular en calidad. El ratio de estéril a mineral permanece casi constante durante toda la explotación.
*or el contrario, las desventajas que presenta son: • •
/n gran volumen de !ueco inicial !asta la fase de autorrelleno. 6enor facilidad de capitali+ación inicial de las compañ#as al mantener el ratio pr"cticamente constante durante la vida vida operativa de la mina.
M!to"os "e E#$lotac%ón M%nera
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Figura 3 – Explotación transversal normal
C. M"#d #r%ns+ers%l di%(n%l Este método es semejante al anterior pero con el talud de trabajo formando un "ngulo, frecuentemente de 789, con el rumbo de las capas. El frente de trabajo est" escalonado y se configura con una serie de dientes de sierra que permiten también la extracción del mineral de tec!o a muro, 3igura 7.
Figura 4 – Explotación transversal diagonal
$as ventajas principales son, por lo tanto, las mismas que presenta el método transversal normal, m"s la derivada de tener unos frentes de mayor longitud que facilitan un diseño de las rampas m"s sencillo. $os nconvenientes son, igualmente, los del método anterior, pero se agrava m"s el problema de retrasar el momento del autorrelleno del !ueco. En cuanto al movimiento de los materiales, en los yacimientos alargados y relativamente superficiales es posible, una ve+ efectuada la excavación del !ueco inicial en un extremo del mismo y construido el vertedero exterior, reali+ar el autorrelleno del !ueco, transportando los estériles a través de las pistas situadas en los taludes de tec!o o de muro de la explotación, consiguiendo as# reducir las distancias de transportes, 3igura 8
M!to"os "e E#$lotac%ón M%nera
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Figura 5 – Explotación transversal con autorrelleno.
/na ve+ agotado el yacimiento, el !ueco final puede rellenarse con los estériles del vertedero exterior o, bien, recuperar esos terrenos para otro usó, como, por ejemplo, vertedero de residuos urbanos, lago para actividades deportivas y de recreo, etc. En las cortas met"licas cl"sicas el porcentaje de estéril que puede verterse dentro del !ueco es pr"cticamente nulo, por lo que es preciso prever escombreras próximas con una gran capacidad de almacenamiento.
2.1.2. Desc)&ier#%s' 'e aplica en yacimientos tumbados u !ori+ontales, donde el recubrimiento de estéril es inferior, por lo general, a los 8; m. onsiste en el avance unidireccional de un módulo con un sólo banco desde el que se efectúa el arranque del estéril y vertido de este al !ueco de las fases anteriores) el mineral es entonces extra#do desde el fondo de la explotación que coincide con el muro del depósito. /na ve+ efectuada la excavación del primer módulo, o !ueco inicial, el estéril de los siguientes es vertido en el propio !ueco de las fases anteriores, de a!# que sea por naturale+a el m"s representativo de los métodos de transferencia. *ara el movimiento del estéril los sistemas y equipos mineros utili+ados son muy variados. 'i las reservas a explotar son elevadas, est" justificada la utili+ación de grandes dragalinas, excavadoras de desmonte o, incluso, rotopalas con bra+o apilador que permiten arrancar de forma directa o con prevoladura el estéril y verterlo en el !ueco adyacente. 'i, por el contrario, las reservas de mineral est"n limitadas y el estéril de recubrimiento no es muy importante, puede aplicarse el mismo método, pero con equipos convencionales como son los tractores, las mototraillas, las palas cargadoras, etc., con la ventaja de una mayor flexibilidad del sistema frente a situaciones cambiantes de la geolog#a del yacimiento y una menor inversión inicial. $a última mejora tecnológica introducida en ese método es la utili+ación de la energ#a del explosivo en la transferencia de los estériles. Esto se lleva a cabo con las denominadas
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Figura 6 – !todo de descu"iertas.
2.1.,. Terr%-%s' Este método se basa en una miner#a de banqueo con avance unidireccional. 'e aplica a depósitos relativamente !ori+ontales de una o vanas capas o estratos de mineral, y con recubrimientos potentes que obligan a depositar el estéril en el !ueco creado transport"ndolo alrededor de la explotación. 'e utili+a en todos los tipos de mineral, aunque su desarrollo e importancia la !a adquirido en los yacimientos de combustibles sólidos, como, por ejemplo, en las capas de !ulla de *uertollano, pero sobre todo queda tipificado por las minas de lignito pardo de lemania, ustralia, etc. $as producciones individuales de algunas de estas minas llegan a los 78 6t(año de mineral, con profundidades de explotación superiores a los 4;; m. $a mayor#a de estas operaciones se caracteri+an por el bajo valor de los minerales, por ello es esencial las econom#as de escala, en aras a conseguir la viabilidad económica de esos proyectos. >tros factores que determinan la aplicación cié este método son: la existencia de un gran volumen de reservas y, en el caso de utili+ar rotopalas, la baja resistencia al corte y consolidación de las rocas para poder efectuar su arranque directo. 'on muc!os los sistemas mineros empleados, desde los convencionales de excavadoras de cables y volquetes, como es el caso actual de *uertollano, !asta el constituido por rotopalas, cintas y apiladoras Entre ambos sistemas existe un gran número de variantes y combinaciones. $os esquemas b"sicos de explotación para estos equipos son dos:
+
Explotación con avance paralelo.
+
Explotación con rotación.
M!to"os "e E#$lotac%ón M%nera
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En algunos yacimientos el laboratorio se reali+a mediante una combinación de ambos sistemas. 'i el depósito es lenticular, irregular o con muc!as intercalaciones de estéril, que le !acen similar a un !ojaldre, se necesitan cintas transportadoras con estaciones de transferencia. on este sistema es posible disponer el estéril dentro del !ueco de forma selectiva y, por consiguiente, mejorar las condiciones de estabilidad y recuperación de los terrenos. El método de avance con rotación se utili+a cuando los l#mites de la mina se asemejan a un arco circular o cuando se requiere un cambio en la dirección de avance. En el caso de utili+ar cintas, para corregir los excesos o defectos de longitud de las bandas, éstas se disponen con un punto de giro o pivotamiento. $as cabe+as motrices de las cintas se colocan en el "rea de pivotamiento, pues es ese el lugar m"s adecuado para la transferencia. Este esquema de trabajo presenta problemas de estabilidad, pues en dic!os puntos de giro el talud es mayor que en un perfil medio de la mina y debe garanti+arse su integridad durante un largo per#odo de tiempo. El sistema de cinta diagonal evita el problema anterior, ya que la concentración de los puntos de transferencia se reduce al pasar del per#metro de la explotación al centro de ésta. 3igura ?.
Figura # – !todo de terra$as.
2.1.. Cn#rn' En yacimientos semi!ori+ontales y con reducida potencia, donde la orograf#a del terreno !ace que el espesor del recubrimiento aumente de forma considerable a partir del afloramiento del mineral, se reali+a una miner#a conocida como de contorno. onsiste en la excavación del estéril y mineral en sentido transversal !asta alcan+ar el l#mite económico, dejando un talud de banco único, y progresión longitudinal siguiendo el citado afloramiento, -ado el gran desarrollo de estas explotaciones y la escasa profundidad de los !uecos, es posible reali+ar una transferencia de los estériles para la posterior recuperación de los terrenos. 3igura @.
Figura % – !todo de contorno. M!to"os "e E#$lotac%ón M%nera
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-entro de este grupo existen diversas variantes, en función de la secuencia de avance planteada y equipos mineros empleados. Entre estos últimos, los m"s utili+ados son los tractores de orugas, las palas cargadoras, las excavadoras !idr"ulicas y los volquetes.
2.1./. Especi%les' Este grupo de métodos se aplica en aquellos depósitos en que, por sus caracter#sticas, se llega muy r"pidamente al l#mite de explotación por miner#a a cielo abierto s# ocurre, normalmente cuando se aplica una miner#a de contorno en yacimientos de carbón que deja una parte de los recursos sin explotar. 'i esos recursos no pueden ser extra#dos de forma rentable por miner#a de interior convencional, pueden aplicarse los siguientes métodos especiales y conocidos en los pa#ses sajones por:
+
Auger miningB,
+
A*unc! miningB y
+
A$ongCall strip miningB
Figura & – !todo 'uger mining ( E)uipo minero para *unc+ mining
'on métodos que consisten en minar o taladrar desde el exterior la capa de carbón, siguiendo los frentes descubiertos de éstas. Exigen la preparación de un banco o plataforma para situar las m"quinas de arranque y unidades de transporte del carbón Estas plataformas pueden ser las que, de una manera temporal, se dejan en la miner#a de contorno o las que, a propósito, se reali+an a modo de trinc!era o +anja cuando el recubrimiento no es demasiado potente o est" justificado su creación en alguna +ona del yacimiento. $os equipos utili+ados son los que en este caso definen su propio método. $as potencias de las capas que pueden explotarse van desde ;,8 a 1,8 m, no debiendo presentar trastornos geológicos ni intercalaciones de materiales abrasivos y requiriéndose !ast#ales de tec!o geomec"nicamente competentes. $as recuperaciones con el sistema uger mining oscilan entre al 18 y el 8; por 0;; del tonelaje insitu, ya que entre barrenos adyacentes es necesario dejar unos pileD es cuyos espesores var#an entre los 0; y los 18 cm. En el sistema *unc! mining las recuperaciones son mayores, lleg"ndose a cifras cercanas al @; por 0;;, y con el último sistema, que es b"sicamente una explotación en tajo largo mecani+ado con !undimiento, el aprovec!amiento es superior al ; por 0;;.
2.1.0. C%n#er%s' antera es el término genérico que se utili+a para referirse a las explotaciones de rocas industriales y ornamentales. 'e trata, por lo general, de pequeñas explotaciones próximas M!to"os "e E#$lotac%ón M%nera
a los centros de consumo, debido al valor relativamente pequeño que poseen los minerales extra#dos, que pueden operarse mediante los métodos de banco único de gran altura o bancos múltiples. Este último es el m"s adecuado, ya que permite reali+ar los trabajos con mayores condiciones de seguridad y posibilita la recuperación m"s f"cil de los terrenos afectados. $as canteras pueden subdividirse en dos grandes grupos: el primero, donde se desea obtener un todo5uno fragmentado y apto para alimentar a la planta de tratamiento y obtener un producto destinado a la construcción, en forma de "ridos, a la fabricación de cemento, etc.) y el segundo, dedicado a la explotación de rocas ornamentales, que se basa en la extracción cuidadosa de grandes bloques paralepipédicos que posteriormente se cortar"n y elaborar"n. Estas últimas canteras se caracteri+an por el gran número de escalones o bancos que se abren para arrancar los bloques y la maquinaria especial de arranque, espec#fica de cada subsector, con la que se obtienen planos de corte limpios. En el granito se utili+an diferentes técnicas: explosivos, cuñas, lan+a térmica, etc., mientras que en los m"rmoles se !an implantado las ro+adoras, las cortadoras de disco y el !ilo !elicoidal.
Cantera de Áridos
Cantera de Rocas Ornamentales
Figura 1, – !todo de canteras
2.1.. r%+er%s' $os materiales de aluvión, situados en las terra+as de los cauces, y constituidos por arenas y cantos rodados poco conexionados se extraen en estas explotaciones en forma de gravas o +a!orras naturales. Feneralmente, se lleva un solo banco, dependiendo de la potencia del depósito, y la maquinaria empleada puede ser convencional, si se trabaja en condiciones secas, o constituida por dragalinas, dragas y cuc!ara de arrastre si la extracción se reali+a por debajo del nivel fre"tico.
2.1.3. Disl)ción 4 li$i+i%ción' lgunos yacimientos de sales, corno la glauberita, la t!ernardita, etc., se explotan procediendo primero a la descubierta del estéril superficial, para después fragmentar el mineral mediante voladuras y, seguidamente, efectuar su disolución mediante la circulación de agua caliente, que es recuperada como una salmuera mediante un sistema de tuber#as y bombas que la llevan !asta la planta de mineralurgia en la que se encuentran unos cristali+adores que permiten obtener el producto final. $a lixiviación consiste en la extracción qu#mica de los metales o minerales contenidos en un depósito. El proceso es fundamentalmente qu#mico, pero puede ser también bacteriológico Gciertas bacterias aceleran las reacciones de lixiviación en minerales sulfurososH. 'i la extracción se reali+a sin extraer el mineral se !abla de lixiviación M!to"os "e E#$lotac%ón M%nera
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insitu, mientras que si el mineral se arranca, transporta y deposita en5 un lugar adecuado el método se denomina lixiviación en pilas. /na variante consiste en tratar el mineral, después de su molienda, en tanques que disponen de agitadores, conociéndose el procedimiento como lixiviación din"mica.
2.1.5. Dr%(%d' En minerali+aciones especiales, como son las met"licas de oro, casiterita, etc. contenidas en aluviones, resulta .interesante la aplicación del método de dragado, inundando previamente la +ona de explotación. Este método es económico cuando la propia agua de inundación se utili+a en el proceso de concentración, como ocurre con la separación gravimétrica. $as dragas, adem"s del sistema de extracción que utilicen, cangilones, cabe+a de corte, etc., incorporan la propia planta de tratamiento sobre la plataforma, cribas, ciclones, jigs, etc., capaces de tratar grandes volúmenes de material, y de un sistema de evacuación de los estériles a la +ona ya explotada.
2.2. M"#ds s)&#err6nes $a variedad de métodos de miner#a subterr"nea es tan grande como lo son los tipos de yacimientos donde se aplican. ntes de poner en explotación una mina de interior es preciso llevar a cabo un amplio conjunto de labores previas, corno accesos, preparaciones, intercomunicaciones, ventilación, etc., que en la mayor#a de los casos suponen un importante desembolso de capital. $a forma de extracción del mineral y tratamiento del !ueco creado, son los factores que definen, de alguna manera, el método de explotación, pudiendo distinguirse tres grandes grupos.
Ss#eni!ien# de ls 7)ecs cn !%ci-s. 'e deja sin explotar parte del mineral del yacimiento con unas dimensiones y disposición tales que soportan el conjunto de materiales que se encuentran sobre ellos.
Rellen 8r#i8ic%ción de ls 7)ecs. on el material adecuado se procede al relleno de los !uecos para que estos no sufran alteración alguna, o lo sea en una +ona muy próxima al mismo. -ependiendo de las dimensiones y forma de los !uecos, podr"n utili+arse, ocasionalmente, otros sistemas de sostenimiento o fortificación, cuadros met"licos o de madera, bulones o cables de anclaje, etc.
9)ndi!ien# cn#rl%d de ls 7)ecs. En algunos métodos, tras la extracción del mineral, se induce el colapso de los maci+os suprayacentes de manera controlada. $as rocas sufrir"n una rotura, un esponjamiento y descenso gradual, pudiendo llegar a afectar tales movimientos !asta la superficie. Esta alteración depender" de muc!as variables: geometr#a del !ueco, propiedades del tec!o, profundidad, etc. 'eguidamente, se describen los principales métodos utili+ados en miner#a subterr"nea, indicando las ventajas e inconvenientes de cada uno de ellos.
2.2.1. C6!%r%s 4 pil%res' 'e trata de un método donde se van dejando secciones de mineral, como pilares, para soportar los !uecos creados, figura 00. $as dimensiones de las c"maras y la sección de los pilares dependen de las caracter#sticas del mineral y de la estabilidad de los !ast#ales, del espesor de recubrimiento y de las tensiones sobre la roca. El grado de aprovec!amiento del depósito es función de las dimensiones de los maci+os abandonados.
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Figura 11 – !todo de -maras ( pilares
$a geometr#a de los pilares suele ser con sección circular, cuadrada o en forma de largos muros paralelos. En general, este método se aplica en yacimientos de origen sedimentario, tales como potasa, sales, carbón, etc., con unas inclinaciones que no excedan de los 7;9 y con rocas Gestéril y mineralH competentes. En depósitos de fuerte inclinación también se utili+a este método, dividiendo el yacimiento en pisos o niveles y tra+ando galer#as en dirección. $as principales ventajas que presenta son: baja dilución, alta selectividad, relativa flexibilidad, buen sostenimiento del terreno, buena mecani+ación, pocas labores de preparación y relativa seguridad. $os inconvenientes que plantea son: mediana recuperación del mineral, los costos de sostenimiento pueden ser altos, los costos de ventilación son elevados y la productividad puede ser reducida si no se mecani+an las operaciones.
2.2.2. C6!%r%s %l!%c"n' $a explotación se reali+a por rebanadas !ori+ontales ascendentes desde el fondo de una galer#a. El mineral fragmentado se extrae de forma continua desde las tolvas inferiores o piqueras, de tal manera que el material una ve+ volado constituye la plataforma de trabajo, por lo que debe quedar un espacio adecuado entre el cielo de la c"mara y el mineral volado, y adem"s soportar los !ast#ales de la excavación. 3igura 01.
Figura 12 – !todo de -maras almac!n
-ependiendo de las dimensiones del yacimiento, se abrir"n diversas c"maras entre las que se dejar"n pilares de separación para el sostenimiento de los !ast#ales, que podr"n recuperarse al finali+ar la explotación principal. $os inconvenientes m"s importantes de M!to"os "e E#$lotac%ón M%nera
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este método son: precisa muc!a mano de obra, las condiciones de trabajo son peligrosas y dif#ciles, la productividad es baja y la mayor parte del mineral permanece en la c"mara durante muc!o tiempo. unque !oy en d#a, pr"cticamente, no se aplica, las ventajas que presenta son: poca inversión en maquinaria, la carga se efectúa f"cilmente desde los conos tolva, alta recuperación y baja dilución, buena ventilación y flexibilidad. $os criterios b"sicos para que se aplique este método son que el yacimiento tena una inclinación superior a los 8;I y las rocas de los !ast#ales sean competentes.
2.2.,. Cr#e 4 rellen' El mineral se arranca por rebanadas !ori+ontales, en sentido ascendente, desde la galer#a de fondo. /na ve+ volado se extrae completamente de la c"mara, a través de unos coladeros, efectu"ndose a continuación el relleno del !ueco creado con estériles, con lo que se consigue crear una plataforma de trabajo estable y el sostenimiento de los !ast#ales.
Figura 13 – Explotación por corte ( relleno.
El material de relleno puede ser el escombro procedente de las labores de preparación de la mina, el cual se extender" con medios mec"nicos, o el que con esa finalidad se extrae en superficie de alguna cantera próxima y, una ve+ triturado, se me+cla con agua para transportarlo !idr"ulicamente por tuber#a. Ese material se drena para separar el agua, quedando as# un relleno compacto. $a consolidación puede aumentarse mediante la adición de una cierta cantidad de cemento. $a mayor#a de las operaciones se !an mecani+ado casi totalmente, con lo que este método !a llegado a sustituir a otros !asta a!ora muy utili+ados. $as principales ventajas que presenta son: la alta selectividad, la buena recuperación del mineral, la facilidad de aplicación y las condiciones de seguridad alcan+adas cuando los maci+os rocosos de los !ast#ales no son competentes. $os inconvenientes que presenta son: el costo del material de relleno, el tamaño limitado de las voladuras y las interrupciones en la producción que son necesarias para distribuir el material de relleno dentro de las c"maras. $os yacimientos deben tener un bu+amiento superior a los 8;I y leyes altas para compensar los elevados costos de explotación.
2.2.. C6!%r%s pr s)&ni+eles' ctualmente, el conjunto de métodos de explotación denominado de c"maras por subniveles agrupa a una gran variedad de sistemas que se aplican a yacimientos verticales o con fuerte pendiente y que, genéricamente, podr#an clasificarse a su ve+ en tres grupos: cr"teres invertidos, barrenos largos y barrenos en abanico.
M!to"os "e E#$lotac%ón M%nera
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&odos esos métodos tienen en común reali+ar la explotación desde los subniveles y niveles !ori+ontales a intervalos verticales fijos, abriendo los subniveles dentro del yacimiento entre los niveles principales. continuación, se describen los dos primeros grupos de métodos que son los que se utili+an m"s !oy en d#a.
A. Cr6#eres in+er#ids Este método !a sido desarrollado recientemente y consiste en el arranque del mineral por rebanadas ascendentes mediante el empleo de voladuras en cr"ter. El mineral fragmentado puede permanecer dentro del !ueco creado, al igual que en el método de c"maras almacén, de forma que se evite el !undimiento de los !ast#ales. 'e extrae también desde el fondo de la galer#a de base a través de un sistema de tolvas.
Figura 14 – !todo de /u"niveles por -rteres 0nvertidos
$a técnica de voladura es muy peculiar en este método, ya que los barrenos verticales se perforan todos desde el nivel de cabe+a, con equipos de martillo en fondo y con un di"metro !abitual de 0=8 mm. &ras la apertura del sistema de tolvas de introducen en los barrenos cargas de explosivo suspendidas y diseñadas para que actúen como cargas esféricas. El material volado cae dentro de las c"maras y con el solape de los cr"teres creados se consigue ir ascendiendo en sucesivas pegas !asta que en la parte superior queda un pilar corona que se vuela de una sola ve+. $as principales ventajas del método son buena recuperación, dilución moderada, buena seguridad, costos unitarios bajos, moderada flexibilidad, buena ventilación y grado de mecani+ación. $as desventajas m"s importantes son costo de las labores de preparación, dilución cuando los !ast#ales son poco competentes y posibles atascos en conos tolva por sobretamaños. $os yacimientos deben tener una potencia m#nima de 4 m, una inclinación superior a los 8;I y contactos claros entre el estéril y el mineral.
*. *%rrens L%r(s' El principio de explotación es el mismo que en el de c"maras por subniveles convencional. El método afecta principalmente a la operación de arranque y, en cierta medida, a la preparación de las c"maras, puesto que, en general, sólo se trabaja en dos subniveles, uno de perforación y otro de extracción, y las voladuras que se reali+an son una aplicación de las voladuras en banco a cielo abierto a las explotaciones subterr"neas, figura 08.
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Figura 15 – !todo de /u"niveles por arrenos largos.
En este método, las c"maras se dividen en tres sectores: el de corte inferior, que cumple las misiones de ser la +ona receptora del mineral fragmentado y de crear la cara libre en el fondo de los barrenos, el sector de barrenos largos, donde se perforan los taladros de gran di"metro y representa entre el @8 y el ; por 0;; del tonelaje de la c"mara, y el corte lateral, que sirve como primera cara libre vertical para la voladura, tanto del corte inferior como de la +ona de barrenos largos. El corte, o principio de sección, se constituye a parir de una c!imenea o pocillo que puede excavarse mec"nicamente o con voladuras. $as voladuras en banco que se disparan no precisan rotura del pie y, por tanto, sólo es necesaria la carga de columna, que normalmente se secciona en cargas elementales y se inicia secuencialmente para no producir daños a los !ast#ales. $as principales ventajas de este método son: la gran seguridad en los trabajos y regularidad en la producción, altas productividades y rendimientos de arranque, menores daños a la roca remanente, posibilidad de cargar un gran volumen de mineral sin control remoto, menores costos de perforación y voladura, y buen control de leyes y baja dilución. *or el contrario, el principal inconveniente que presenta es que se produce un apelma+amiento del material después de la voladura por la ca#da del mismo desde gran altura. En cuanto a las caracter#sticas de los yacimientos donde se aplica este método, pueden considerarse
2.2./. 9)ndi!ien# pr s)&ni+eles onsiste en la división del yacimiento en niveles y estos, a su ve+, en subniveles que se van extrayendo en sentido descendente. $a distancia entre subniveles oscila entre los @ y los 08 m y cada uno de ellos se desarrolla según un conjunto de galer#as que cubren la sección completa del mineral. -esde las galer#as de nivel se perforan barrenos en abanico en sentido ascendente. $as secciones perforadas en las galer#as adyacentes se vuelan de tec!o a muro constituyendo un frente recto En los subniveles inferiores y superiores se trabaja de la misma manera, pero manteniendo un desfase entre los frentes. El mineral fragmentado cae por gravedad dentro de las galer#as desde las cuales se carga y transporta !asta una piquera o coladero que descarga sobre una galer#a principal. El estéril
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/)
de tec!o se va fragmentando y !undiendo de forma gradual dentro de los !uecos dejados por el mineral. Este método se aplica en depósitos masivos y potentes, donde tanto el estéril de tec!o como el mineral se fragmentan y !unden bien. $os principales inconvenientes del método son: la dilución del mineral con el estéril, que suele estar entre el 0; y el 48 por 0;;, las recuperaciones, que oscilan entre el 1; y el ; por 0;;, y las alteraciones en superficie.
Figura 16 – !todo de undimiento por /u"niveles.
2.2.0. 9)ndi!ien# pr &l:)es' onsiste en dividir el yacimiento en grandes bloques de sección cuadrangular, de varios miles de metros cuadrados. ada bloque se socava practicando una excavación !ori+ontal con explosivos en la base del mismo. El mineral queda sin apoyo y se fractura gracias a las tensiones internas y efectos de la gravedad que actúan progresivamente afectando a todo el bloque. El mineral se extrae a través de los conos tolva y piqueras practicadas, carg"ndose y transport"ndose mediante palas de neum"ticos a lo largo de las galer#as de transporte inferiores. 3igura 0?.
Figura 1# – !todo de undimiento de lo)ues.
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/*
$os yacimientos donde se aplica deben ser de gran potencia y extensión, con pocas intercalaciones de estéril y ramificaciones. *or lo general, se trata de minerali+aciones de baja ley con unas propiedades geomec"nicas adecuadas para el !undimiento. $as principales ventajas de este método son: es barato de explotación, pues los costos de arranque y sostenimiento son bajos, requiere poca mano de obra, etc. *or el contrario, los inconvenientes m"s destacables son: las recuperaciones suelen estar próximas al @; por 0;;, ya que si éstas aumentan también lo !acen las diluciones, la existencia de agua y materiales pl"sticos dificultan la explotación, las alteraciones en la superficie son importantes y las inversiones iniciales en labores de preparación son elevadas.
2.2.. ;r#i8ic%ción de !%der%' &ambién llamado de entibación con marcos, consiste en el sostenimiento con madera, disponiendo ésta en forma de paralep#pedos rectos donde los elementos verticales o estemples soportan las presiones verticales, los !ori+ontales o codales las presiones de los !ast#ales y los cuatro elementos de unión restantes rigidi+an el conjunto. Esta técnica de fortificación se emplea preferentemente en yacimientos de rocas débiles e intensamente fracturadas, cuando el mineral se presenta con formas irregulares, con ramificaciones y contactos m"s definidos. $a extracción se reali+a de tec!o a muro, en pequeños tajos donde una ve+ creado el !ueco se procede a la construcción de los cuadros de madera. 'i los esfuer+os que deben soportar estos elementos de madera son muy elevados, el sostenimiento se debe completar con un relleno, normalmente !idr"ulico, dejando pasos y !uecos para la ventilación. Este método consume una gran cantidad de madera y requiere muc!a mano de obra, por lo que actualmente casi est" en desuso y sólo se justifica cuando el mineral es muy rico.
2.2.3. T%<s l%r(s' Este método puede utili+arse en la explotación de yacimientos estratificados, delgados, de espesores uniformes e inclinaciones preferentemente de pequeñas a moderadas. nicialmente se aplicó en carbón y, posteriormente, se !a extendido a las potasas y a otros minerales duros, como las vetas aur#feras, donde el arranque se efectúa por perforación y voladura. El mineral se extrae a lo largo de un frente de trabajo recto y largo con medios mec"nicos ro+adora, cepillo, etc., o con explosivos en el caso de las rocas m"s duras. En el sostenimiento del !ueco creado se suele utili+ar entibación !idr"ulica marc!ante o autodespla+able, mientras que el tratamiento que se da al !ueco abandonado puede consistir en el relleno del mismo o, m"s comúnmente, en el !undimiento del tec!o. El mineral arrancado se extrae del tajo por medio de transportadores de cadenas o panceres que descargan en cintas transportadoras que discurren por las galer#as en dirección. El método se aplica en dos modalidades: en avance y en retirada. En el primer caso las galer#as en dirección, tanto de base como de cabe+a de tajo, sufren mayores tensiones que obligan a reali+ar labores de mantenimiento, mientras que en el segundo caso esa infraestructura se mantiene en el terreno sin explotar. uando las capas son muy potentes la extracción se reali+a en diversas pasadas por franjas descendentes. El arranque del mineral en el frente puede combinarse con un !undimiento controlado por detr"s de la entibación, llamado también sutiraje, con lo que se consigue reducir el número de pasadas y recuperar parte del mineral existente en bolsadas y pequeñas ramificaciones, figura 0@.
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/,
Figura 1% – !todo de aos largos descendentes ( /utirae
Entre las ventajas que presenta este método se encuentran el alto grado de mecani+ación y la elevada recuperación del mineral. $os principales inconvenientes que presenta son la necesidad de unas condiciones morfológicas y geomec"nicas de los materiales adecuadas y unas elevadas inversiones iniciales en maquinaria y preparación de las labores. /na variante de este método descrito es la conocida por tajos cortos. 'e utili+a en frentes inferiores a los 8; m, en yacimientos de tipo masivo que se extienden ocupando grandes superficies !ori+ontales. 'e adapta bien a los tec!os en malas condiciones y es m"s flexible, pero precisa m"s labores preparatorias y m"s cambios y despla+amiento de los equipos mineros.
2.2.5. %si8ic%ción s)&#err6ne% -entro de los métodos especiales cabe mencionar el de gasificación del carbón in5situ. onsiste en la combustión parcial de ese mineral a través de sondeos, con la extracción !asta la superficie de los productos gaseosos que se forman. *ara su aplicación es preciso cubrir tres etapas b"sicas: 0H *erforación de sondeos verticales o inclinados, desde la superficie !asta las capas de carbón, en número par, uno para la introducción del aire y el otro para la recuperación de los productos gaseosos. 1H 3ormación de los canales de reacción dentro de las capas de carbón, entre los sondeos de inyección y los de producción, permitiendo al carbón interaccionar con el aire al despla+arse el frente de combustión. 4H Fasificación del carbón suministrando aire a presión a través de uno de los sondeos y recuperando los productos gaseosos por el otro. En los canales de reacción se diferencian dos +onas, una de oxidación y otra de reducción. $os productos combustibles son el monóxido de carbono, el !idrógeno y algunos !idrocarbonos, mientras que los no combustibles son el dióxido de carbono y el nitrógeno. $a calidad de los carbones no es un par"metro cr#tico en este método, pero si la permeabilidad que presenten, que suele ser baja. unque el método se !a experimentado en muc!os pa#ses, sólo funcionó a nivel industrial en la antigua /2''. ctualmente se est" llevando a cabo un ensayo con buenos resultados en lcorisa G&eruelH, dentro del programa &JE26E de la /E.
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/-
,. ;ACTORES =UE IN;LU>EN EN LA SELECCIÓN DEL MÉTODO DE EXPLOTACIÓN. $os factores que tienen un mayor peso en la primera etapa de selección del método minero son los relativos a la geometr#a y distribución de leyes del depósito, y a las propiedades geomec"nicas del mineral y estériles adyacentes. 6ediante el an"lisis de esos factores se obtendr" una primera clasificación y ordenación de los métodos de explotación que son m"s adecuados aplicar, desde una perspectiva puramente técnica. En la segunda etapa se proceder" a la evaluación económica, basada sobre un esquema general de explotación, as# como al estudio complementario del ritmo de producción y de la ley de corte, necesidades de personal, impactos ambientales y procedimientos de restauración y otras considera5 ciones espec#ficas. on todo ello se determinar" el método de explotación óptimo y la rentabilidad económica del mismo. En la figura 0 se resumen Glasificación de 6orrisonH.
F07' 1& 8 -lasificación de los m!todos de explotación su"terrneo seg9n orrison. M!to"os "e E#$lotac%ón M%nera
/
En la &abla 0 Glasificación de JartmanH se recogen los principales métodos de explotación y las caracter#sticas principales de los yacimientos donde se aplican. ':' 1 -lasificación de artman *rofundidad tipo de explotación
7esistencia a las rocas
/istema de arran)ue
eometría
!todo
+ Cualquier forma e inclinación de Corta + + Consolidada con cualquier resistencia
Mecánicos
Superficial a cielo abierto
+ + + + +
$nconsolidada o permeables
%idráulicos
+ +
Yacimiento
+ )ocas componentes, desde resistentes a medias
+ Sin sostenimiento
+ + +
Profundo subterráneo
)ocas incompetentes, desde d+biles a medias
Con sostenimiento
+ + +
)ocas e(cavables, desde d+biles a medias
Con *undimiento
+ +
grandes dimensiones. Tabular y masivo, cualquier inclinación, potente y dimensiones reducidas. Tabular, reducida inclinación, poco potente, escaso recubrimiento y grandes dimensiones. Tabular, reducida inclinación, potencia media, bastante recubrimiento y grandes dimensiones variables. Tabular, reducida inclinación, pequea potencia, recubrimiento y dimensiones variables. Tabular, tumbado, pequea potencia, maci!os remanentes Tabular tumbado, pequea potencia, dimensiones reducidas. Tabular, tumbado, bastante potencia, grandes dimensiones. Cualquier forma e inclinación, potente y grandes dimensiones. Cualquier forma, inclinado, potente y grandes dimensiones Tabular tumbado, estrec*o y grandes dimensiones. Tabular, tumbado, potente y grandes dimensiones. Tabular, inclinado, estrec*o y cualquier tamao. Tabular, inclinado, potente y grandes dimensiones orma variable, inclinado, estrec*o y cualquier dimensión... Tabular, inclinado, estrec*o y grandes dimensiones. Cualquier forma e inclinación, potente y cualquier tamao. Tabular, tumbado, estrec*o grandes dimensiones. Tabular o masivo, inclinado, potente y grandes dimensiones. Masivo, inclinado, potente y grandes dimensiones.
Cantera
"escubierta
Terra!as
Contorno
#uger Monitor %idráulico "ragado Miner&a por sondeos 'i(iviación Cámara y pilares C. y pilares por banqueo. Cámaras almac+n Cámaras por subniveles Corte y relleno -ntibación con pies derec*os -ntibación por marcos Tao largo %undimiento por subniveles %undimiento por bloques.
,.1.el(?%' $a investigación geológica llevada a cabo debe permitir, por un lado, la correcta evaluación de los recursos y reservas que alberga el depósito, pero, adem"s, debe facilitar información relativa a los principales tipos de rocas, +onas de alteración, estructuras principales, accidentes tectónicos, etc.
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&0
&odo ello debe plasmarse sobre planos y secciones a la escala adecuada para que el yacimiento pueda ser visuali+ado e interpretado f"cilmente. $a extensión del estudio en el sentido !ori+ontal se recomienda que mantenga unas relaciones *rofundidad del yacimiento($#mite del entorno de 0(1, si se va a explotar por métodos subterr"neos, y de 0(4 a 0(7, si va a ser a cielo abierto. unque un "rea de esas dimensiones parece excesiva, se precisa toda esta información para ubicar adecuadamente las escombreras, las presas de residuos, las instalaciones auxiliares y la infraestructura minera, as# como para evaluar las posibles alteraciones a que pueden dar lugar las labores mineras.
,.2. e!e#r?% del 4%ci!ien# 4 dis#ri&)ción de le4es $a geometr#a del yacimiento se define a través de su forma general, potencia, inclinación y profundidad, &abla 1. $a distribución de leyes se definir" como uniforme, gradual o diseminada, y err"tica. El estudio de estos factores se !abr" !ec!o durante la fase de modeli+ación del yacimiento, tanto si ésta se !a llevado a cabo por procedimientos manuales o inform"ticos. En cualquier caso, se !abr"n obtenido planos de niveles y secciones verticales en los que se indicar"n los tipos dominantes de rocas, la forma del depósito y la distribución espacial de las leyes. ':' 2 E;E7<' =E: >'-00E?; > =0/70-0@? =E :E>E/ 1. F;7'A K -quidimensional o masivo/ Todas las dimensiones son similares en cualquier dirección. K Tabular/ "os de las dimensiones son muc*o mayores que la tercera. K $rregular/ 'as dimensiones var&an a distancia muy pequeas. 2. *;E?-0' =E: 0?E7':A K -strec*o 01 23 m4 K $ntermedio 023 5 63 m4 K Potente 063 7233 m4 K Muy potente 08 233 m4 3. 0?-:0?'-0@?A K Tumbado 01 93:4. K $ntermedio 093 ; <<:4. K $nclinado 08 <<=4. 4. *7;F?=0='= =E/=E :' /*E7F0-0E 5. =0/70-0@? =E :E>E/ K >niforme/ 'a ley media del yacimiento se mantiene prácticamente constantemente en cualquier punto de este. K ?radual o diseminado/ 'as leyes tiene una distribución !onal, identificándose cambios graduales de unos puntos a otros.
K -rrático/ @o e(iste una relación espacial entre las leyes, ya que +stas cambian radicalmente de unos puntos a otros en distancias muy pequeas.
,.,. C%r%c#er?s#ic%s (e!ec6nic%s del es#"ril 4 del !iner%l El comportamiento geotécnico de los diferentes materiales depende b"sicamente de la resistencia de las rocas, el grado de fracturación de los maci+os rocosos y la resistencia de las discontinuidades. Existen sistemas de clasificación geomec"nica muy completos, pero los tres par"metros indicados son suficientes para una primera aproximación al comportamiento de los maci+os rocosos, &abla 4. $a resistencia de la matri+ rocosa es la relación entre la resistencia a la compresión simple y la presión ejercida por el peso del recubrimiento. Esta última puede calcularse a partir de la profundidad y la densidad de la roca, mientras que la resistencia a la compresión es m"s sencillo determinarla indirectamente mediante el ensayo de carga puntual.
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&/
El espaciamiento entre fracturas puede definirse en términos de fracturas por metro o por el 2LG2ocM Luality -esignationH El 2L- es el porcentaje de tro+os de testigo con una longitud superior a 0; cm. $a resistencia de las discontinuidades se determinar" por observación directa, de acuerdo con las definiciones de la &abla 4. Estos datos pueden reflejarse en las columnas estratigr"ficas de los sondeos y extrapolarse después a las diferentes +onas del depósito plasm"ndolos en los planos y secciones. ':' 3 -aracterísticas geomecnicas 2. )esistencia de la matri! rocosa. 0)esistencia a compresión simple 0MPa4APresión del recubrimiento 0MPa4. K Pequea 01 B4 K Media 0B 7 2<4 K #lta 08 2 <4. 9. -spaciamiento entre fracturas racturasAm )" 0D4 K Muy pequeo 8 2E 3 7 93 K Pequeo 23 7 2E 93 7 F3 K ?rande 6 7 23 F3 7 G3 K Muy grande 6 G3 5 233 6. )esistencia de las discontinuidades K Pequea/ "iscontinuidades limpias con una superficie suave o con material de relleno blando. K Media/ "iscontinuidades limpias con una superficie rugosa. K ?rande/ "iscontinuidades rellenas con un material de resistencia igual o mayor que la roca intacta.
,..Prcedi!ien# n)!"ric de selección El procedimiento numérico de selección del método de explotación consiste en asignar a cada uno de estos unas calificaciones individuales en función de las caracter#sticas y par"metros que presentan los yacimientos. En la &abla 7 se dan las puntuaciones de cada uno de los méto dos mineros, atendiendo a la geometr#a del depósito y distribución espacial de las leyes. En las &ablas 8, = y ? se recogen igualmente esas puntuaciones, pero referidas a las propiedades geomec"nicas de las masas de mineral y de las rocas adyacentes del tec!o y del muro. ':' 4 -lasificación de los m!todos mineros en función de la geometría ( distri"ución de le(es del (acimiento M+todos de e(plotación
Cielo abierto %undimiento de bloques Cámaras por subniveles %undimiento por subniveles Tao largo Cámaras y pilares Cámaras almac+n Corte y relleno aas descendentes -ntibación con marcos M I Masivo T I Tumbado
orma del yacimiento M
T
$
-
l
6 F 9 6 7.FH 3 9 3 6 3
9 9 9 F F F 9 F 6 9
6 3 2 2 7 FH 9 2 9 3 F
7 FH 7 FH 2 7 FH F F 2 F 7 FH F
73 73 9 3 3 9 9 F 3 F
T I Tabular $ I $rregular - I -strec*o $T I $ntermedio $@ I $nclinado
M!to"os "e E#$lotac%ón M%nera
Potencia del mineral
$ I $ntermedio > I >niforme
$nclinación
"istribución de leyes
P
MP
T
$T
$@
>
"
-
9 9 F F 7 FH 7 FH F 3 6 2
F F 6 F 7 FH 7 FH 6 3 F 2
6 6 9 2 F F 9 3 F 9
9 9 F 2 3 2 2 6 2 6
F F F F 7 FH 3 F F 9 6
F F 6 F F 6 6 6 F 6
9 9 6 9 9 6 9 6 9 6
3 3 2 3 3 6 2 6 3 6
P I Potente " I "iseminado
MP I Muy potente - I -rrático
&&
':' 5 -lasificación de los m!todos mineros atendiendo alas características geomecnicas de las rocas. Bona del mineral M+todo de e(plotación
Cielo abierto %undimiento de bloques Cámaras por subniveles %undimiento por subniveles Tao largo Cámaras y pilares Cámaras almac+n Corte y relleno aas descendentes -ntibación con marcos )esistencia de las rocas -spaciamiento entre facturas )esistencia de las discontinuidades
)esistencia de las rocas P M # 6 F F F 2 2 7FH 6 F 3 6 6 F 2 3 3 6 F 2 6 F 6 9 9 9 6 6 F 2 2 / P I Pequea / MP I Muy pequeo / P I Pequea
-spaciamiento entre fracturas MP P ? M? 9 6 F F F F 6 3 3 3 2 F 3 9 F F F F 3 3 3 2 9 F 3 2 6 F 6 6 9 9 2 2 9 F F F 9 2
)esistencia de las discontinuidades P M ? 9 6 F F 6 3 3 9 F 3 9 9 F 6 3 3 9 F 3 9 F 6 6 9 2 9 F F 6 9
M I Media # I #lta P I Pequeo ? I ?rande M?I Muy grande M I Media ? I ?rande
':' 6 Bona del tec+o M+todos de e(plotación
Cielo abierto %undimiento de bloques Cámaras por subniveles %undimiento por subniveles Tao largo Cámaras y pilares Cámaras almac+n Corte y relleno aas descendentes -ntibación con marcos
)esistencia de las rocas P M # 6 F F F 9 2 7FH 6 F 6 9 2 F 9 3 3 6 F F 9 2 6 9 9 F 9 2 < 9 9
-spaciamiento entre fracturas MP 9 6 7FH 6 F 3 F 6 6 6
P 6 F 3 F F 2 F 6 6 6
? F 6 2 6 6 9 6 9 6 9
M? F 3 F 2 3 F 3 9 3 9
)esistencia de las discontinuidades P M ? 9 6 F F 9 3 3 9 F F 9 3 F 9 3 3 9 F F 9 3 F 6 9 F 9 3 F 6 9
':' # Bona del muro M+todos de e(plotación
Cielo abierto %undimiento de bloques Cámaras por subniveles %undimiento por subniveles Tao largo Cámaras y pilares Cámaras almac+n Corte y relleno aas descendentes -ntibación con marcos
)esistencia de las rocas P M # 6 F F 9 6 6 3 9 F 3 9 F 9 6 6 3 9 F 9 6 6 F 9 9 9 6 6 F 9 9
-spaciamiento entre fracturas MP 9 2 3 3 2 3 9 F 2 F
P 6 6 3 2 9 2 6 F 6 F
? F 6 9 6 F 6 6 9 6 9
M? F 6 F F 6 6 9 9 6 9
)esistencia de las discontinuidades P M ? 9 6 F 2 6 6 3 2 F 3 9 F 2 6 6 3 6 6 9 9 6 F F 9 2 9 6 F F 9
'egún el grado de aplicabilidad de los métodos mineros, cada uno de los factores comentados presenta unas puntuaciones de acuerdo con la &abla @.
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&'
a"la % Clasificación Preferido Probable $mprobable desec*ado
Jalor 65F 2 5 9 3 7 FH
-espués de totali+ar las puntuaciones, los métodos que presenten loas mayores calificaciones ser"n los que tendr"n mayores probabilidades de aplicación y con los que se proceder" a cubrir la segunda etapa de estudio.
,./. O#rs 8%c#res % cnsider%r' 'on muc!os los factores que, al margen de los puramente técnicos, vistos anteriormente, pueden influir en la selección del método de explotación mas adecuado. Entre los que deben ser anali+ados en etapas de estudio m"s avan+adas se encuentran: el ritmo de producción la disponibilidad de mano de obra especiali+ada, las limitaciones ambientales, la !idrogeolog#a y otros aspectos de #ndole económica. En la &abla se indican las producciones diarias que pueden alcan+arse con cada uno de los métodos de explotación y los rendimientos medios por jornal o relevo. ':' & !todo de explotación
*roducción diaria CtDd
7endimiento por ornal CtD
%undimiento de bloques ?ravedad ♣ '%" ♣ ♣ Cuc*ara de arrastre
9 <33 5 F3 333
22< 5 633 E< 5 2E3 G3 5 2B3
Miner&a continua Corte y relleno Karrenos largos
9.333 5 63 333 233 5 B 333 6<3 5 23 333
233 E 5 29 E3 5 H<
Cámaras y pilares )oca dura ♣ ♣ )oca blanda
2 <33 5 B 333 B33 5 H <33
B3 5 233 233 5 2F3
233 5 F 333 93 5 933 E<3 5 F 333
Cámaras almac+n -ntibación con marcos Cráteres invertidos
6 5 23 F5B 23< 5 933
titulo orientativo, en la &abla 0; se comparan cualitativamente los costos unitarios de extracción de los principales métodos de miner#a subterr"nea. ':' 1, !todo de Explotación
-ostos de Extracción edio 'lto
ao 2
2
2
2
2
2
2
2
2
2
2
2
2
2
2
%undimientos por bloques Cámara por sub niveles %undimiento por subniveles Cámaras y pilares Cámaras almac+n Corte y relleno -ntibación con marcos uente >.S. K>)-#> L M$@-S 02HBG4
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&(
/n par"metro económico de interés, que es la base de la elección entre los métodos de cielo abierto y los de interior, es el denominado l#mite o umbral de rentabilidad entre ambas técnicas de laboreo, que puede calcularse a partir de la siguiente expresión: $:6:&E E(6
=
.osto subterr"neo GN(tH 5 .osto superficial GN(tH .osto de desmonte de estéril 'uperficial GN(tH
El costo unitario por tonelada de mineral engloba el costo técnico m"s la amorti+ación de las inversiones que se precisar#an para el desarrollo de la mina. uando el método de explotación elegido es de cielo abierto, se manejan dos par"metros de diseño importantes para la evaluación de las reservas recuperables: •
•
R%#i li!i#e ecnó!ic @RLE. ndica el m"ximo volumen de estéril que individualmente una tonelada de mineral puede soportar con su extracción y tratamiento produciendo globalmente un beneficio nulo. R%#i !edi ecnó!ic @RME. Expresa la relación media de estéril a mineral para el conjunto de las operaciones, con la que se consigue un beneficio medio por tonelada.
. Di!ensin%!ien# del #%!%B de l% !in% 4 pl%n#% de #r%#%!ien# -os par"metros que tienen una gran influencia sobre la rentabilidad económica de un proyecto minero son el ritmo de producción y la ley de corte, cuyos valores teóricos pueden ser calculados en la etapa de viabilidad con diversos modelos de optimi+ación, a partir de datos como son la inversión total de capital, los costos de explotación, los beneficios unitarios, etc. 'in embargo, en las primeras fases de estudio de un proyecto, cuando aún no se dispone de esa información, es posible enmarcar el problema del tamaño del proyecto utili+ando sencillas reglas emp#ricas como las que se recogen en uno de los ep#grafes siguientes. En la determinación del tamaño del proyecto juega también un papel muy importante la demanda del producto prevista en el Estudio de 6ercado. Esta demanda puede tener su origen en una demanda insatisfec!a o en una demanda por sustitución. >tro condicionante del tamaño del proyecto, es lo que se conoce como unidad m#nima de producción rentable, a su ve+ #ntimamente ligada a la tecnolog#a minera utili+ada. s# pues, la elección del tamaño viene limitada, por arriba, por la demanda insatisfec!a a cubrir, y, por debajo, por la unidad m#nima de producción rentable.
.1. C)r+%s #nel%
Figura 2, – ia"ilidad económica de los (acimientos en función de las le(esG las reservas de mineral ( los ritmos de producción. C7E-?> 1&%1. M!to"os "e E#$lotac%ón M%nera
&)
$a elección de una ley de corte en un yacimiento gobierna directamente la cantidad de mineral recuperable que contiene, el ratio estéril(mineral y la ley media de este último. $a distribución de las leyes dentro de los depósitos marcan la relación entre la ley media que resulta para cada ley de corte y, por consiguiente, el grado de vulnerabilidad económica en unas condiciones dadas.
.1.1.
Depósi#s cn dis#ri&)ción de le4 nr!%l $os yacimientos que presentan este tipo de distribución son generalmente los de tipo sedimentario: !ierro, fosfato, bauxita, carbón, etc. En la figura 10 se muestran las distribuciones de frecuencias de las leyes de tres depósitos. En la misma figura se !an representado las curvas que indican la relación entre la diferencia de la ley media de las reservas y la ley de corte Geje de ordenadasH con la ley de corte Geje de abscisasH para depósitos con distribución de ley normal, en volúmenes equivalentes a unidades de selectividad minera.
Figura 21 – 7elaciones entre le( de corte ( le( media para depósitos con una distri"ución normal de le(es C7E-?> 1&%1.
/na unidad de selectividad minera es el menor volumen que puede clasificarse como estéril o mineral. $os valores de ambos ejes !an sido divididos por la ley media total para conseguir una comparación de las relaciones de leyes de distintos depósitos, aunque tengan porcentajes absolutos de leyes distintas. El "rea de interés geológico5minero Gleyes de corte lógicasH est" por debajo o muy próxima a la ley media global. omo se muestra en la citada figura, la separación entre la ley media de las reservas y la ley de corte aumenta conforme disminuye esta última. Esto es debido a la forma de las distribuciones en el "rea de interés geológico5minero de estos depósitos que, como se !a indicado, suele encontrarse por debajo de la ley media global. El gradiente de crecimiento de esa diferencia est" afectado por el denominado coeficiente de variación , que mide la variabilidad de la minerali+ación en el depósito, esto es la dispersión de la distribución relativa de leyes con respecto a la media. En otro sentido, conforme aumenta la capacidad de las minas, la ley de corte económica suele ser menor debido a la reducción de los costos unitarios por las econom#as de escala. $a posición relativa entre las curvas de ley media y ley de corte de la figura 11 puede considerarse como una medida del beneficio o rentabilidad Gla ley media est" relacionada con los ingresos unitarios y la ley de corte con los costos unitarios de explotaciónH. -e esto puede deducirse claramente que los beneficios proporcionados por grandes operaciones se incrementan para este tipo de yacimientos conforme los costos puedan reducirse por efecto de las econom#as de escala. Esta interpretación debe ser moderada por las limitaciones geológicas del depósito. /nas reservas explotables limitadas restringir"n la cantidad de capital a invertir que puede ser soportado y, por tanto, el tamaño de la operación. >tros factores como son los de tipo financiero, pol#tico o fiscal son también importantes.
M!to"os "e E#$lotac%ón M%nera
&*
Figura 22 – Efecto de la reducción del precio so"re la renta"ilidad de un (acimiento con distri"ución normal de le(es C7E-?> 1&%1.
.1.2.
Depósi#s cn dis#ri&)ción de le4 l(nr!%l 6uc!os depósitos presentan grandes reservas en las leyes bajas y relativamente pocas en las altas. -epósitos de este tipo pueden considerarse que son, entre otros, los pórfidos cupr#feros, los de molibdeno, las areniscas uran#feras, los depósitos filonianos de oro y plata y los de sulfuras masivos. $a figura 14 muestra, para una serie de depósitos con distribución lognormal, la relación entre la diferencia de ley media de las reservas y ley de corte con la ley de corte. El "rea de interés geológico5minero se encuentra, generalmente, por encima de la mediana, y para muc!os depósitos por encima de la ley media global.
Figura 23 – 7elaciones entre le( de corte ( le( media para depósitos con una distri"ución lognormal de le(es C7E-?> 1&%1.
omo en el caso de los depósitos con distribución normal, al incrementarse la capacidad, la ley de corte económica disminuye como consecuencia de la reducción de costos por efecto de las econom#as de escala. -ebido a la forma de las distribuciones en el "rea de interés geológico5minero para este tipo de yacimientos Gdonde es mayor que 0H la ley media de las reservas totales esta por encima de la ley de corte y cae m"s r"pidamente que esta última. Este !ec!o es contrario al que sucede con las distribuciones normales.
M!to"os "e E#$lotac%ón M%nera
&,
En los yacimientos con distribución lognormal, se producen proporcionalmente grandes aumentos de las reservas para pequeñas disminuciones de la ley de corte. Esto !ace que la ley media de las reservas tienda !acia la ley de corte conforme ésta disminuye, figura 17. Esta tendencia es aún m"s llamativa en los depósitos de metales preciosos, donde la variabilidad a través de los mismos es muy acusada. En este tipo de yacimientos, no est" claro que el incremento de las operaciones y la disminución de las leyes de corte incrementen autom"ticamente la rentabilidad de las minas.
Figura 24 – Efecto de la reducción del precio so"re la renta"ilidad de un (acimiento con distri"ución lognormal de le(es C7E-?> 1&%1.
En la figura 18 se indica, para un yacimiento de cobre G*2OE2, 0?H, la proporción del metal total contenido en las unidades de selectividad minera para distintas leyes de corte. onforme la capacidad aumenta, la ley de corte económica disminuye y la proporción total del cobre recuperado del depósito se incrementa. 'e nota adem"s la mayor recuperación que corresponde a una operación m"s selectiva con unidades o bloques m"s pequeños. En el extremo superior de las curvas se puede ver también que se requieren grandes aumentos de producción para conseguir pequeños incrementos de recuperación.
Figura 25 – 7ecuperación de metal en un deposito de co"re para diferentes le(es de co"re C*'7HE7 1&#&. M!to"os "e E#$lotac%ón M%nera
&-
'egún aumenta el tamaño de la explotación, la diferencia entre la ley media y la ley de corte disminuye, lo que indica que el margen operativo es cada ve+ m"s pequeño. *ero, por el contrario, el margen de operación total es mayor debido a los grandes ritmos de producción, y pueden compensar as# las grandes inversiones de capital que se precisen. %o obstante, debido a ese pequeño margen de beneficio unitario con las menores leyes de corte, las grandes operaciones son m"s vulnerables a las fluctuaciones de los precios de los metales, pudiendo llegar a situaciones cr#ticas en los primeros años del proyecto si coinciden con un per#odo bajo del ciclo de precios. Este escenario queda reflejado en la figura 17 donde se ve el nesgo in!erente a las grandes inversiones de capital. /na de las consecuencias de este an"lisis es que en yacimientos donde la variabilidad de la minerali+ación es grande, las pequeñas minas pueden ser m"s rentables y menos vulnerables al nesgo que las grandes. >tros aspectos a considerar, de tipo geológico, son: primero, la disponibilidad de reservas, ya que en un yacimiento con reservas limitadas se restringir" el beneficio potencial de las econom#as de escala, por lo que no resultar" justificado un gran ritmo de producción con una ley de corte baja, y, en segundo lugar, resulta m"s dif#cil mantener la continuidad de mineral con leyes de corte altas, con lo que puede plantearse un problema de accesibilidad a las +onas de interés. ':' 13 *armetros de renta"ilidadG recuperaciones ( le(es en un (acimiento de co"re C*arIerG 1&#&
4 m 0 a g r a c e d d a d i n u a l e d d a d i c a p a C
6
4 d A t 0 n ó i c c u d o r p e d o m t i )
Caso 2 Caso 9 Caso 6 Caso F Caso <
<33 2 <33 23 333 93 333 F3 333
9 6 < 2< 2H
4 m 0 a r e n i m d a d i v i t c e l e s e d d a d i n u a e d s e n o i s n e m i "
23 ( < ( E 2< ( G ( H 93 ( 23 ( 29 9< ( 23 ( 29 9< ( 2< ( 2<
4 S 0 a ! n a i r a J
9
3,6
4 u C D 0 e t r o c e d y e '
2,EF 2,F 3,FH 3,6E 3,66
e t r o c e d y e l a l e d a m i c n e r o p e a l e n o t l e d n ó i c r o p o r P
3,3F9 3,3<< 3,6FE 3,FH< 3,<<<
e t r o c e d y e l e d a m i c n e r o p a i d e m y e '
9.
e d s e d a d i n u s a l n e a o r e d i i n n e m t n d o a c d l i v a t t i o t c e l l a t e s e m l e d n ó i c r o p o r P
3.92F 3.9F3 3.EG9 3.GH2 3.B99
n e g r a m 0 C ' e d a m i c n e r o p M ' y C ' e r t n e a i c n e r e f i " 4 t A . r a r e p o
n ó i c a r e p o e d l a r o t n e g r a M
3.H6E 3.GBG 3.FB9 3.F6H 3.322
3.36H 3.3F6 3.2EG 3.92G 3.99B
.2.;ór!)l%s e!p?ric%s p%r% el c6lc)l del ri#! óp#i! de prd)cción En la literatura técnica existen algunas fórmulas de estimación del 2itmo Pptimo de *roducción 2>* o
E, a partir de las reservas que se consideran explota5 bles dentro de un yacimiento. $a primera fórmula conocida es la denominada 2egla de &Q$>2 G0?=H, que según su autor es aplicable, en principio, a cualquier tipo de depósito mineral y es independiente del método de explotación utili+ado.
M!to"os "e E#$lotac%ón M%nera
&
$a fórmula propuesta por &Q$>2, es: <>E GñosH R =8 G2eservas56tH ;.18. G0 S ;,1H Q si se desea determinar el 2itmo Pptimo de *roducción se transforma en: 2>* G6t(añoH R ;,18 G2eservas56tH ;.?8 G0 S ;,1H >tro ingeniero canadiense T2% 6OE%UE G0@1H propuso fórmulas similares a las anteriores, pero distinguiendo el método de explotación empleado e incluso el intervalo de producciones en que son aplicables: . 6inas 'ubterr"neas: 2>* Gt(añoHR7,11 G2eservas V tH ;,?8= $#mites de aplicación : 8; ;;; Gt(añoH < 2itmo anual < = ;;; ;;; t(año. T. 6inas a cielo abierto: 2>* Gt(añoHR8,=4 G2eservas V tH ;.?8= $#mites de aplicación: 1;; ;;; t(año <
2itmo anual de estéril + mineral
< =; ;;; ;;; t(año
2itmo anual de 8; ; ;;; t(año < <4; ;;; ;;; t(año mineral
Estas fórmulas son sorprendentemente sencillas e interesantes, pero sus autores no especifican la base estad#stica o método empleado para su determinación. $P*EU W6E%> G0@=H con el fin de comprobar la valide+ de tales expresiones, procedió a recopilar de la bibliograf#a especiali+ada información referente a explotaciones mineras, en operación o en desarrollo de cobre, plomo, cinc y otro. &ras una primera depuración de los datos, recogido y teniendo en cuenta que la precisión de los mismos est" limitada por diversas circunstancias. ♣ ♣
♣
$as plantas de tratamiento no siempre operan a su capacidad nominal. *ueden !aberse descubierto reservas de mineral adicionales o !aber transformado recursos en reservas explotables durante la vida de los proyectos. Existen diferentes en los datos y cifras según la fuente bibliogr"fica. 'e efectuaron a continuación diversos an"lisis de regresión para ajustar unas curvas del tipo potencial yRa, x b, donde AyB es la ida estimada de la explotación y AxB las reservas explotables. $os resultados obtenidos para cada grupo de metales fueron:
A. C&re' <>E GñosH R 8,48 G2eservas V 6tH ;,1?4 n R =@ minas. r R ;,@1
*. Or' <>E GñosH R 8,;@ G2eservas V 6tH ;,40 n R 4= minas M!to"os "e E#$lotac%ón M%nera
'0
r R ;,@0
C. Pl! cinc' <>E GñosH R ?,=0 G2eservas V 6tH ;,1?= n R 0; minas. r R ;,@; *ara tener en cuenta, adem"s de las reservas, la ley del mineral, es posible !acer un an"lisis de regresión múltiple con la calidad del mineral expresada como ley equivalente en un único metal. En el caso del cobre la expresión que se obtuvo fue: <>E GñosH R 7,??. $ey equivalente. GX uH ;,0. 2eservas G6tH ;,.4. n R 1; minas. r R ;,@? -e este estudio se desprenden las siguientes conclusiones. •
•
%o existen unas diferencias muy acusadas entre las correlaciones dadas por &Q$>2 y 6OE%UE y las conseguidas con datos reales de minas en proyecto o en operación. 3igura 1=. $as curvas ajustadas con los datos de las explotaciones de una misma "rea o continente mejoran los coeficientes de correlación sensiblemente.
Figura 26 – -orrelación entre las reservas de mineral ( los ritmos anuales de producción de una mina de co"re. •
En algunos pa#ses como Estados /nidos, anad", ustralia, etc., los ritmos reales son mayores que los indicados por &Q$>2, lo cual pone de manifiesto la influencia del denominado 3actor
M!to"os "e E#$lotac%ón M%nera
'/
de gotamiento, del método de explotación, del efecto de las econom#as de escala en el aprovec!amiento de los depósitos de leyes bajas, etc. •
$a correlación mejora sustancialmente al introducir en las fórmulas otra variable independiente como es la ley del mineral explotado. 2>F$/ G0@?H efectuó una comparación de la 2egia de &aylor con el método desarrollado por UYF% para estimar el costo por tonelada producida, A0B en minas subterr"neas de carbón: 0 =
0 &
+
. 2*
1 2*
+
4 &
+ 7
0: osto de inversión 1: osto de operación 4: osto de extracción 7: osto de paradas o retrasos 'iendo 057 factores de costo que dependen de las condiciones geológicas y de la concentración de los frentes de trabajo, & son las reservas recuperables de carbón en 0; 4 t, y 2* es la producción anual en 0;4 t. *ara que el ritmo de producción sea óptimo el costo de producción total por tonelada debe ser m#nimo, luego: Z .0 Z2*
=
.0 &
−
.1 2*
1
=
;,
-e donde se obtiene que: ;,8
2>* = 1 . & 0
=f . & ;,8
. f = 1 ;,8 .0
El factor AfB depende fundamentalmente de las condiciones geotécnicas, y aunque es dif#cil estimar los valores de A0B y A1B puede utili+arse la siguiente relación emp#rica: f R 7,1 [ ;,1 2*0 -onde 2*0 es la producción mensual, en 0; 4 t, de un tajo. omo puede verse, de la ecuación anterior se deduce que el 2>* depende de la capacidad de producción diana por tajo. En la pr"ctica, ésta puede variar desde 7;; a 4 ;;; t, pero en la etapa de planificación se recomienda, sin embargo, que el intervalo de 2*. se restrinja a 0 ;;;(0 8;; t(d#a. En Fran Tretaña, por ejemplo, la producción diana media es del orden de 0 0;; t, que da lugar a un 2*, igual a 1@ ;;; t(mes Gequivalentes a 1= d#as de trabajoH. 'i se torna ese valor como una base de c"lculo ra+onable, a partir de las expresiones anteriores, se obtiene: 2>* R 40,= f &;,8 R 4; &;,8 'iendo las unidades de A&B y A2>*B, t y t(año respectivamente. $a comparación con la 2egla de &aylor, figura 1?, permite afirmar que existe una coincidencia ra+onable !asta unas reservas del orden de =; 6t. partir de esa cantidad es mejor emplear el método UCiagin, ya que es raro que existan minas subterr"neas de carbón con una producción anual superior a 7 6t. $a mayor mina planificada en Fran Tretaña est" prevista para una capacidad de 4,= 6t(año.
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'&
&odas esas fórmulas emp#ricas constituyen, pues, una !erramienta útil en los primeros c"lculos de viabilidad de explotación de un yacimiento, pero se deben aplicar con precaución y tener presentes algunos defectos que derivan de la omisión de todo un conjunto de factores tales como: ♣ ♣ ♣ ♣
$as leyes de los minerales, salvo en la fórmula expuesta para el cobre. $os recubrimientos de estéril en las minas a cielo abierto. $a recuperación mineralúrgicas y leyes de los concentrados $as inversiones de capital en mina, planta e infraestructura y los costos de producción.
Figura 2# – 7elación entre el 7;* ( las reservas calculadas para minas su"terrneas. -urva continuaG 7egla de a(lor. -urva a tra$osG !todo de /Jiagin ♣ ♣
♣
$os sistemas impositivos y las desgravaciones fiscales. $as limitaciones por el espacio de trabajo disponible, continuidad de las minerali+aciones, ritmos de avance y profundi+ación, etc. $a capacidad de extracción y las distancias de transporte en las minas profundas y subterr"neas.
.,. Ter?% de Prd)cción' .,.1.
Ri#! de prd)cción /na ve+ que se !a decidido cu"l es el método de explotación y el proceso de concentración m"s adecuados, se deben estudiar dos variables de diseño relacionadas con los ritmos de producción. $a primera es el ritmo de producción de la mina o la capacidad nominal de la planta de concentración, y la segunda el grado de utili+ación de esa capacidad a lo largo del tiempo. %aturalmente, la capacidad de tratamiento y la utili+ación de ésta deben ser tales que se considera que se produce un flujo continuo a través del sistema. Esta condición puede no cumplirse temporalmente, !asta el punto en que lo permitan los stocMs intermedios de mineral, que !abr" que tener en cuenta en la optimi+ación del ritmo de producción en un estado m"s avan+ado. $as principales decisiones a tomar durante la etapa de planificación ser"n, pues, los ritmos de producción y las capacidades de tratamiento de las plantas. \l grado de utili+ación de esas capacidades, generalmente, se considera de menor importancia, aunque una ve+ diseñadas las instalaciones, la optimi+ación de tal variable al considerar las fluctuaciones de las coti+aciones de los metales e incertidumbre de estos par"metros pasa a tener un gran peso y a ser la !erramienta b"sica de control. En la optimi+ación del ritmo de producción se deben tener en cuenta los siguientes compromisos: a. 'e considera que los costos de operación est"n constituidos por una componente que es fija y otra variable que es función directa del número de unidades de mineral explotadas por unidad de tiempo, figura. 1@.
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''
Figura 2% – -ostos de operación fios ( varia"les
Estas componentes, as# como los costos totales de operación, pueden expresarse en términos de costos de operación por unidad producida, tal como se representan en la figura 1. Este an"lisis parte de que ya se dispone de las instalaciones construidas y, por consiguiente, que no se necesita una inversión de capital. *ara todos los grados de utili+ación de la capacidad, se estima que el número total de unidades explotadas es el mismo y, por esto, los costos de capital permanecen constantes. 'e supone también que, para una capacidad de instalación dada, es posible tratar una producción por encima y por debajo de la capacidad nominal. 'i el ritmo de producción en un momento dado difiere de esta capacidad nominal. 'i el ritmo de producción en un costo adicional o extra con respecto a la componente sensible de los costos de operación. $a componente fija de los costos de operación, si est" referida a un número dado de unidades explotadas, disminuir" de forma continua desde una infrautili+ación de la capacidad a una sobreutili+ación de la misma. ombinando las dos curvas correspondientes a los costos fijos y variables, se obtiene la curva total de costos de operación con un punto m#nimo GH para un grado de utili+ación sensiblemente mayor al que corresponde al m#nimo GTH de la curva de costo variables, y si los costos fijos son excesivamente grandes, el punto m#nimo se despla+a !asta el l#mite técnico de sobrecapacidad.
Figura 2& – 7elación entre el costo de operación por unidad explotada ( el ritmo de producción
b. 'i se consideran los distintos niveles de producción y capacidad de un sistema, puede esperarse que para un nivel particular los costos unitarios sean m#nimos y que los costos de operación se incrementen para producciones mayores o menores que la M!to"os "e E#$lotac%ón M%nera
'(
indicada. $os costos de operación mencionados son los costos totales m#nimos de operación para cada nivel de capacidad, tal como se definieron anteriormente. En cuanto a los costos de capital, éstos aumentar"n naturalmente al mismo tiempo que lo !ace la capacidad instalada. *uede suponerse que los costos de capital aumentan inicialmente con un gradiente decreciente con la capacidad instalada, por efecto de las econom#as de escala, y luego con un gradiente creciente por las diseconom#as de escala. 'i el efecto de las diseconom#as de escala est" de !ec!o presente, es probable que sea muc!o menos pronunciado que el de las econom#as de escala. $a curva del costo total de capital se muestra en la figura 4;.
Figura 3, – 7elación entre el costo de operación por unidad producida ( la capacidad instalada
'i se supone que se !a determinado una ley de corte, se !abr" fijado ya el número total de unidades explotables durante la vida de la mina. *ara cada instante, los costos de capital pueden expresarse en términos de costos de capital equivalentes por unidad producida, si se corrigen las curvas anteriores en función de las leyes de corte y las tasas de actuali+ación consideradas, figura 40.
Figura 31 – 7elación entre el costo de capital ( la capacidad instalada
'i se combinan los costos de operación con los costos de capital equivalentes por unidad producida, se obtendr" el costo total equivalente. Estos costos est"n representados por un grupo de curvas como las que se muestran en la figura 41. ada curva corresponde a una ley de corte y tasa de actuali+ación y, a partir de ellas, pueden obtenerse las curvas de costo total marginal por unidad producida. /na curva marginal, en particular, cortar" a la curva media en un punto m#nimo.
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')
Figura 32 – 7elación entre el costo de capital por unidad producida ( la capacidad instalada ♣
♣
♣
/na disminución en la ley de corte permite que se exploten m"s unidades mineras, por lo que la curva de costo de capital se reduce. dem"s, tal cambio puede modificar los costos de operación. $a reducción de la curva de costo de capital equivalente disminuye la curva de costo total equivalente y despla+a los puntos m#nimos !acia la derec!a. /n aumento en la tasa de actuali+ación incrementa el costo de capital anual equivalente, que a su ve+ aumenta el costo de capital equivalente por unidad producida. El costo total por unidad producida aumentar" y el punto m#nimo se despla+ar" !acia la i+quierda. *ara una ley de corte y tasa de actuali+ación dadas, la curva de costo total equiva5 lente medio y la curva del costo total marginal por unidad producida son las que se dibujan en la figura 44. Estas curvas se muestran con relación a los ingresos por unidad producida para un inventario mineral y ley de corte dadas. -iversos criterios de decisión o diseño son optimi+ados con diferentes capacidades de las instalaciones, teniendo las siguientes relaciones con las curvas de dic!a figura:
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'*
Figura 33 – *untos óptimos de capacidad instalada
0H 'i no se considera el valor temporal del dinero, las curvas se dibujar"n suponiendo una tasa de actuali+ación nula. 1H 'i se supone que el yacimiento es infinitamente grande o renovable, la capacidad instalada óptima ser" aquélla para la que se alcan+a un flujo de caja anual m"ximo. Esta capacidad corresponder" al punto en que los costos marginales equivalentes son iguales a los ingresos marginales G*unto de la figura 44H 4H omo los yacimientos minerales son casi en su totalidad recursos no renovables, se deber"n maximi+ar los flujos de caja totales equivalentes en cada caso particular. 'i no se considera el valor temporal del dinero, se utili+ar"n las curvas con una tasa de actuali+ación nula y la capacidad instalada asociada a los costos equivalentes medios m#nimos dar" el flujo de caja m"ximo para el yacimiento G*unto T de la figura 44H. 'i, por el contrario, se supone una tasa de actuali+ación, la capacidad instalada para la que se obtienen los flujos de caja m"ximos actuali+ados G
',
variable. 'i se supone que los precios de los minerales y los costos de operación permanecen constantes durante la vida de la mina, pueden obtenerse mejores resultados por medio de un ritmo de producción mayor que el indicado en el apartado anterior, dando un <% o $ina &2 m"xima y permitiendo alcan+ar unos costos de operación m#nimos para la capacidad instalada como se !ab#a definido en aH. $ógicamente, si los costos fijos son demasiado altos como para que los costos de operación m#nimos de la capacidad instalada se produ+can en el l#mite m"ximo de sobrecapacidad, no es posible tal esquema. $a posibilidad de alcan+ar este esquema, en términos pr"cticos, depender" del yacimiento particular considerado. El <% y la &2 son generalmente optimi+ados por ensayos repetitivos con combinaciones posibles de5variables de decisión. El esquema óptimo de ritmos para el <% pueden obtenerse por medio de la técnica de programación din"mica, que establece que la optimi+ación puede solamente conseguirse si existen situaciones óptimas en el futuro en todos los momentos de la vida de la mina. d. /n aprovec!amiento importante de la flexibilidad de los ritmos de producción, cuando es posible, est" en la optimi+ación a corto pla+o. *or ejemplo, produciendo por encima de la capacidad nominal cuando los precios de los metales est"n altos. dem"s, esta flexibilidad puede jugar un importante papel en la optimi+ación cuando se considera la incertidumbre de los par"metros que intervienen. pesar de que la capacidad, frecuentemente, es elegida con otras bases distintas que con el criterio del valor temporal del dinero, el grado de utili+ación de la capacidad se suele mantener tan alto como es posible o al nivel que técnicamente es m"s eficiente. $os anteriores compromisos y principios de optimi+ación deben identificarse y tenerse, pues, en cuenta con otros criterios de decisión y limitaciones pr"cticas.
.,.2. Le4es de cr#e en dis#in#%s e#%p%s del prces de prd)cción' ntes de estudiar los efectos de las leyes de corte en todo el proceso minero, es necesario !aber establecido un inventario de reservas en el que se recojan los tonelajes disponibles y las leyes medias para distintas leyes de corte aplicadas al modelo del yacimiento. Este inventario de reservas se reali+aré tan pronto como sea posible durante la fase de desarrollo y se ir" actuali+ando conforme avance la investigación geológica. El inventario puede definirse en forma de una función continua estimada para el yacimiento, pero m"s frecuentemente se obtiene sumando los distintos bloques de mineral del modelo dem"s, puede complementarse indicando dentro del modelo la secuencia óptima de explotación a lo largo del tiempo, de todos los bloques que lo integran dentro de unos limites f#sicos y económicos prefijados. 'i se considera lu# valor general de la ley de corte para todas las etapas de la operación, entonces, las !ipótesis de trabajo durante la optimi+ación de la ley de corte ser"n las siguientes: el ritmo de producción es constante y la explotación se lleva a cabo con una ley media del inventario mineral por encima de tal ley de corte. Es probable que, para una explotación minera dada, exista un punto de costo de operación m#nimo por unidad minera extra#da y tratada con una ley de corte espec#fica. &al ley de corte representa el nivel en el que el sistema trabaja de forma m"s eficiente. on leyes de corte por encima de este punto m#nimo, los costos operativos tender"n a aumentar debido a la mayor selectividad minera que se requiere, mientras que con leyes de corte inferiores aumentar"n los costos de tratamiento. $as curvas que corresponden al costo unitario de operación medio y al costo de operación marginal se representan en el figura 47. 'in embargo, lo indicado tiene un car"cter muy general y en la realidad pueden aparecer diferencias importantes.
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'-
Figura 34 – 7elaciones entre los costos de operación por unidad producida ( la le( de corte
$o mismo que sucede con el ritmo de producción, los costos de capital pueden distribuirse a lo largo de la vida de la mina para un ritmo de producción y ley de corte dados, con una tasa de actuali+ación determinada. Esto da como resultado unos costos anuales de capital que pueden ser asignados a las unidades extra#das en forma de costos de capital equivalentes por unidad producida. En este caso, los costos de capital equivalentes se definen por una familia de curvas, y cada una de ellas representa un ritmo de producción dado y una tasa de actuali+ación elegida, tal como se muestra en la figura 48. *ara una ley de corte en particular, los ritmos de producción mayores reducen la vida de la mina aumentando los costos de capital equivalentes por unidad minera. $as tasas de actuali+ación muy elevadas también aumentan estos costos de capital.
Figura 35 – 7elaciones entre los costos de capital ( la capacidad instalada.
'i los costos equivalentes de capital por unidad extra#da se suman a los costos operativos unitarios, se obtendr"n los costos totales equivalentes por unidad producida. -e la misma forma que la ley de corte disminuye, los ingresos obtenidos por unidad producida bajar"n. Estas relaciones se muestran en forma de ingresos medios y curvas de costos en la figura 4=, donde también se representan las curvas marginales respectivas. $os distintos criterios de decisión se optimi+an para diferentes leyes de corte, pudiendo establecerse las siguientes relaciones entre esas curvas:
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Figura 36 – *untos óptimos de le( de corte
0. 'i no se considera el valor temporal del dinero, las curvas se obtendr"n para una tasa de actuali+ación nula. 1. 'i el yacimiento es infinitamente grande o renovable, la ley de corte óptima ser" la que maximice el flujo de caja anual equivalente. Este se encontrar" en el nivel de ley de corte en el que los ingresos medios por unidad producida menos los costos totales equivalentes de la misma sean m"ximos G*unto de la figura 4=H. 4. omo los yacimientos de minerales no suelen ser infinitamente grandes o renovables, se deber"n maximi+ar los flujos de caja actuali+ados. 'i no se considera el valor temporal del dinero, el flujo de caja total m"ximo para el yacimiento se alcan+ara en el nivel de ley de corte donde el ingreso marginal por unidad producida sea igual a los costos marginales de la misma G*unto T de la figura 4=H. 'in embargo, s) se supone una tasa de actuali+ación positiva, el valor de la ley de corte que da el m"ximo flujo de caja total actuali+ado G<%H se encontrara a la i+quierda del punto T, que no depende de la tasa de actuali+ación, y a la derec!a del punto para la tasa de actuali+ación que se considera en particular. El punto de m"ximo flujo de caja anual equivalente depende de la tasa de actuali+ación y se ir" moviendo !acia la i+quierda conforme aumente ésta. $a disminución que resulta de las unidades producidas est" justificada por la mayor ley del mineral explotado durante un menor per#odo de tiempo. 7. $a &2 m"xima de la inversión se conseguir" para una ley de corte situada a la i+quierda de la que genera un flujo de caja total m"ximo, pero a la derec!a de la que da un flujo de caja anual equivalente m"ximo para una tasa de actuali+ación igual a5la tasa de retorno m"xima. El ejercicio de optimi+ación anterior da lugar a unos valores únicos de leyes de corte, que se aplicar"n durante la vida de la mina. En el caso del <% y la &2, como criterios económicos, pueden alcan+arse mejores resultados si se permite que las leyes de corte var#en durante la M!to"os "e E#$lotac%ón M%nera
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vida del proyecto. 'iempre que los precios de los metales y los costos de operación sean constantes, se puede mejorar económicamente el proyecto, si al principio la ley de corte es algo mayor que la del nivel óptimo, con el fin de maximi+ar el <% o la &2 y luego ir disminuyendo durante la explotación !asta el punto donde el ingreso marginal por unidad producida sea igual al costo de operación marginal de la misma. *ara el propósito de ese an"lisis, la ley de corte se define como la ley con la que se reali+a la separación del mineral de cada unidad minera del resto del material que se abandona. 'i se prevé que el material inicialmente rec!a+ado por aplicación de la ley de corte sea explotado en una etapa posterior, el an"lisis deber#a ser considerado conceptualmente como un plan de secuencia de explotación mejor que de ley de corte 'in embargo, ambos an"lisis coinciden en una gran parte En el caso del <%, el esquema de leyes de corte óptimas puede obtenerse usando programación din"mica, y, realmente, tal esquema puede alcan+arse al mismo tiempo que el de los ritmos óptimos de producción. 'i se utili+a corno criterio económico la &2, esos esquemas se obtendr"n por un proceso de ensayos iterativos. 'e puede conseguir un esquema de ley de corte que optimice el <% o la &2, a lo largo de la vida de la mina, dado un conjunto de par"metros &al an"lisis utili+ando programación din"mica puede llegar a ser inadecuado en el sentido de incertidumbre, ya que sólo ser#a v"lido con tendencias futuras continuas o grandes cambios en el tiempo. /n uso m"s realista de las leyes de corte est" en su determinación con unas condiciones futuras dadas. Feneralmente, en las etapas de viabilidad y planificación no son ejercicios que se realicen con frecuencia pero tienen un gran valor desde el punto de vista de cuantificación de la incertidumbre. Jasta este momento se !a !ablado de una ley de corte general para toda la operación. *ero se puede considerar una serie de leyes de corte en puntos o procesos estratégicos de la explotación y beneficio. Ejemplos de tales leyes de corte son: ley de corte de los bloques a explotar, ley de corte del mineral enviado al concentrador, etc. /na definición completa de las distintas leyes de corte puede encontrarse en el trabajo de &Q$>2 G0?1H. *ara el caso en que no se considere el valor temporal del dinero, la ley de corte ser" aquélla para la cual los gastos de operación necesarios para la unidad marginal son iguales a los ingresos producidos por esa unidad marginal. 'in embargo, si la mina est" funcionando a un ritmo de explotación óptimo y existe m"s mineral disponible, el mineral de alta ley se extraer" primero, siempre que sea posible. 'i se considera el valor temporal del dinero, la ley de corte se alcan+ar" antes. 'i el yacimiento posee un gran volumen de reservas, la ley de corte se controlar" mediante las relaciones entre los beneficios por unidad producida y los costos totales equivalentes por unidad producida, y podr" ser sustancialmente m"s elevada que la ley de corte l#mite. $%E G0=7H, T$OYE$$ G0?;H y &Q$>2 G0?1H !an formali+ado estos conceptos considerando un inventario mineral y una serie de unidades de producción. En el modelo de $%E, estas unidades son la mina, el concentrador y la fundición.
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